Використання: способи збагачення золотовмісних матеріалів, зокрема попутне вилучення золота з глинисто-сольових шламів - відходів збагачення копалин солей. Мета винаходу: отримання товарного золотого концентрату з нетрадиційної сировини. Суть винаходу: в якості вихідного матеріалу для вилучення золота використовують гліністосолевие шлами - відходи збагачення копалин солей; змішування з зріджують агентом ведуть до отримання пульпи при співвідношенні тверде - рідке 1. 3-10; гравітаційне збагачення проводять з подачею ожіжающего агента в відцентровий концентратор під тиском 0,05-0,30 г / см 2. 4 з. п. ф-ли.
ОПИС ВИНАХОДИ До патентів
Винахід відноситься до способів збагачення золотовмісних матеріалів і може бути використане для попутного вилучення золота з глинисто-сольових шламів відходів збагачення копалин солей.
В даний час знайдені нові сировинні джерела золота копалини калійні і натрієві солі.
Нерозчинний залишок виділяється з викопних солей в процесі їх переробки у вигляді глинисто-сольових шламів, з якими втрачається до 300 кг золота на рік, тільки на АТ "Уралкалий".
Відомий спосіб попутного вилучення золота при переробці поліметалічних руд. Так, на підприємстві "Camchib Nines Inc." використовується наступна схема вилучення вільного золота в циклі подрібнення руди: слив кульового млина, що працює в замкнутому циклі з гідроциклоном, після попередньої концентрації на звужується жолобі надходить на гуркіт, підгратного продукт якого збагачується на відцентровому концентраторе з отриманням грубого золотого концентрату і хвостів, що повертаються в цикл подрібнення [1]
Недоліком даного способу є низька витяг (не вище 20%) вільного золота в гравітаційний концентрат.
Найбільш близьким до винаходу є спосіб попутного вилучення вільного золота з руд кольорових металів, що включає подрібнення вихідної сировини на кульовій млині, що працює в замкнутому циклі з гідроциклоном, подальше збагачення на відцентровому концентраторе Кнельсона з виділенням золота в грубий золотий концентрат. [2]
Недоліком даного способу є те, що на концентратор надходить кількість матеріалу, що перевершує продуктивність фабрики по руді, що вимагає установки додаткових відцентрових концентраторів, а це призводить до подорожчання вилучення золота. Крім того, витяг вільного золота є недостатнім і коливається від 5 до 20%
Відомі способи не забезпечують економічно ефективного вилучення золота з викопних солей, що не дозволяє реалізувати їх в промислових умовах.
Технічний результат пропонованого винаходу отримання товарного золотого концентрату з нетрадиційної сировини, що містить золото 100 мг / т і скорочення його втрат в 1,2-1,5 рази.
Сутність запропонованого винаходу полягає в тому, що вільне золото попутно витягають в самостійний концентрат з нового нетрадиційного джерела відходів збагачення копалин солей, які в якості домішок містять нерозчинний залишок, представлений в основному глиною, карбонатами і сульфатами. При галургічного способі збагачення копалин солей надходить в процес сіль розчиняється гарячою водою, і з отриманого лугу витягується і згущується нерозчинний залишок, що складається з твердих часток солі, глини, карбонатів і сульфатів. При флотационном способі збагачення солей відділення шламів ведуть, як правило, методом їх осадження реагентами з пульпи, приготовленої при мокрому подрібненні солей. Надалі з отриманих шламів готується пульпа для вилучення з неї золота. Режими змішування вихідного матеріалу з ожіжающего агентів і подальшого гравітаційного збагачення в відцентровому концентраторе створюють сприятливі умови розпушення шару мінералів в наріфленіях відцентрового концентратора і накопичення в ньому золотин.
Пропонована сукупність ознак дозволяє отримувати товарний золотий концентрат при мінімальних витратах, так як збагачення піддаються лише 2
3% матеріалу від маси копалин солей.
Обгрунтування параметрів. При змішуванні вихідного матеріалу з ожіжающего агентом в співвідношенні менше 1: 3 отримують в'язку пульпу, що погіршує умови випадання з неї золотин, особливо тонких, і їх концентрації в наріфленіях відцентрового концентратора.
Змішування вихідного матеріалу з ожіжающего агентом в співвідношенні більшому 1: 10 обумовлює надмірне розрідження пульпи, що, в свою чергу, збільшує швидкість проходження її через чашу концентратора, і золотини, особливо дрібні і уплощенной форми, не встигають осісти в наріфленіях обертового конуса відцентрового концентратора.
При подачі ожіжающего агента під тиском нижче 0,05 кг / см 2 не відбувається достатнього розпушення шару мінералів, відкладаються в наріфленіях відцентрового концентратора, що не дає можливості частинкам золота проникати в наріфленія.
При подачі ожіжающего агента під тиском понад 0,30 кг / см 2 відбувається надмірне розпушування шару в наріфленіях, що сприяє вимиванню з нього дрібних частинок золота і накопичення тільки великого золота.
2. M. Ounpuu. Gravity concentration of gold from base metal flotation mils. 24-th Annual Meeting of thef Camadian Mineral Processorsе
ФОРМУЛА ВИНАХОДУ
1. Спосіб вилучення золота з золотовмісних матеріалів, що включає змішування вихідного матеріалу з ожіжающего агентом і подальше гравітаційне збагачення в відцентровому концентраторе з виділенням золота в грубий золотий концентрат і відділенням хвостів, що відрізняється тим, що в якості вихідного матеріалу використовують глинисто-сольові шлами відходи збагачення копалин солей, змішування з ожіжающего агентом ведуть до отримання пульпи при співвідношенні тверде рідке, що дорівнює 1 3 10, гравітаційне збагачення проводять з подачею ожіжающего його агента в відцентровий концентратор під тиском 0,05 0,30 г / см 2.
2. Спосіб за п.1, що відрізняється тим, що в якості вихідного матеріалу використовують глинисто-сольові шлами, виділені з насиченого розчину, отриманого при обробці копалин солей гарячим лугом, що містять від 20 до 35 мас. води, 30 50 мас. солей в кристалічному і в розчиненому вигляді і 25 - 35 мас. нерозчинного залишку, що складається з глинисто-карбонатно-сульфатних мінералів.
3. Спосіб за п.1, що відрізняється тим, що в якості вихідного матеріалу використовують глинисто-сольові шлами, отримані флотацией шламів в процесі переробки копалин солей і містять глинисто-карбонатно-сульфатні мінерали і тонкі частинки солей.
4. Спосіб за допомогою одного з пп.1 3, що відрізняється тим, що в якості ожіжающего агента використовують технічну прісну воду при подачі її в відцентровий концентратор під тиском 0,14 0,30 кг / см 2.
5. Спосіб за допомогою одного з пп.1 3, що відрізняється тим, що в якості ожіжающего агента використовують мінералізований розчин солей щільністю 1230 - 1240 кг / м 3 при подачі його в відцентровий концентратор під тиском 0,05 0,25 кг / см 2.